瓦斯抽采设计

1、摘 要本设计介绍了为适应科学技术的发展，保证我国煤矿瓦斯抽采事业健康发展，促进国家经济发展，瓦斯抽采是治理我国煤矿灾害的最主要技术措施。三汇一矿抽采瓦斯采用的具体方法是：一、围岩瓦斯抽采（裂隙瓦斯抽采、岩巷掘进面边掘边抽）；二、底板穿层抽采（石门揭煤抽采）；三、本煤层抽采（工作面机巷顺层抽采）；四、采空区瓦斯抽采（采空区上偶角抽放）。在抽采的过程中我结合当地的环境和根据瓦斯抽放基础参数的测算方法、 各类瓦斯抽放方法的抽放率、瓦斯抽放监控系统监测参数的指标要求和瓦斯抽放工程设计有关计算方法的综合预算，将抽采出来的瓦斯将其有效利用。在防治煤与瓦斯突出方面，本矿建立了预测预报、预防煤与瓦斯突出措施、

2、效果检验和安全防护的“四位一体”综合防突体系。在监测监控方面装备了监控系统，配备瓦斯、设备开停等传感器，将煤矿的安全投入大幅增加。根据矿井实际情况，我矿井为大型矿井、开采服务年限较长、抽采规模较大，本设计将瓦斯用于发电，剩余瓦斯热能用于矿井采暖、供热等。为搞好瓦斯治理工作，实现目标，坚持以人为本，树立“瓦斯事故可以预防和避免”、“瓦斯是资源和清洁能源”的意识，贯彻“安全第一，预防为主”和瓦斯治理“先抽后采、监测监控、以风定产”的方针，完善与主体能源地位相适应的煤炭法律政策体系、煤矿安全技术标准体系，才能保证能源供应安全和煤炭工业的可持续发展。77目录第一章 矿井概况1第一节 井田概况1第二节

3、煤层赋存情况3第三节 地质构造情况5第四节 矿井开拓与开采7第五节 矿井通风及瓦斯情况8第六节 矿井瓦斯抽采系统9第二章 矿井瓦斯储量及可抽量预测10第一节 煤层瓦斯参数10第二节 矿井瓦斯储量11第三节 瓦斯可抽量13第三章 瓦斯涌出量预测14第一节 分源预测法14第二节 瓦斯抽采规模21第四章 建立瓦斯抽采系统的条件及抽采系统选择22第一节 矿井瓦斯抽采的必要性22第三节 瓦斯抽采系统选择24第五章 抽采方法设计25第一节 抽采瓦斯方法选择25第二节 抽采参数的确定33第三节 钻孔施工设备选型34第六章 瓦斯抽采系统计算及设备选型36第一节 抽采管路系统的选择及计算36第二节 抽采设备选型

4、计算42第七章 瓦斯利用系统方案设计45第八章 地面工程45第一节 抽采站建筑45第二节 设备安装及管网布置46第三节 给水排水47第四节 取暖47第九章 供电及通讯47第一节 抽采站供、配电及照明47第二节 通讯50第十章 瓦斯抽采监测及控制50第一节 抽采监测系统设计总体方案50第二节 抽采监测系统设计52第十一章 环境保护54第一节抽采瓦斯工程对环境的影响54第二节 污染防治措施54第三节 抽采站绿化55第十二章 抽采瓦斯组织管理及安全措施55第一节 组织管理55第二节 瓦斯抽采组织机构管理56第三节 抽采钻场管理56第四节 安全管理58第五节 抽采过程中撤、装管路时的管理59第六节 报

5、表管理59第七节 瓦斯抽采管路管理63第八节 主要安全技术措施63参考文献66附录 操作规程67一、钻机操作规程67二、抽采瓦斯观测工作业操作规程68三、抽采瓦斯泵司机作业操作规程69四、电工操作规程72后记75第一章 矿井概况第一节 井田概况一、概况及交通位置 重庆天府矿业有限责任公司三汇一矿井田位于重庆合川市三汇镇、北碚区金刀峡镇、渝北区华山镇交界地带的姚家岩。矿区在川东华莹山脉平行岭脊之内，于崇山峻岭之中，悬岩深谷，景色奇异，高山低丘相差悬殊。山顶最高标高为+1513m,山脊多为三叠系飞仙关与二叠系长兴、茅口石灰岩组成，标高在+800+1200m之间，两侧槽谷多为三叠系灰岩组成，标高在+

6、260+380m之间，山脉平行于大的构造方向呈线状延伸。主平硐标高为+280m，回风平硐标高为+950m。矿区地理坐标为东经：106°3537"106°4018" 北纬：30°0115"30°0130"矿井主平硐硐口的平面直角坐标（北京坐标系）为： X=3330717.796 Y=36365980.870 Z=+276.378矿井南邻三汇三矿，北接溪口井田。有国铁襄（襄樊）渝（重庆）线跨越井口广场。1978年建成3.74km矿区专用铁路与国铁相接，至重庆火车站约85km。公路有仪北公路通往重庆、南充、达县等地，距重

7、庆主城约85km，北碚城40km。矿本部有约20km自建公路通往姚家岩工业广场，姚家岩向北至秦家场有简易公路连接广（广安）渝（重庆）高速公路，向南有简易公路通往核桃屋基，再向东延伸通往偏岩柳荫镇，交通方便。见交通位置图（图一）。二、井田范围矿区范围南起1号勘探线，北止14号勘探线，走向长度约12.0公里，平均倾斜宽约2.16公里，开采标高-200+950米，矿区面积为25.8104平方公里。三、矿井生产能力和服务年限 矿井于1978年11月1日开工建设，1988年12月20日简易建成投产，设计生产能力60万t/a，设计服务年限72年，2004年达产。截止2005年底，矿井保有工业储量12270

8、万t，可采储量6001万t，剩余服务年限67年。2005年核定生产能力为90万t/a。2010年核定生产能力为100万t/a。 矿井年工作日330d，采用“三八”工作制，每天两班采煤，一班准备，三班掘进。第二节 煤层赋存情况一、煤系地层情况本区含煤地层为二叠系龙潭组（P2l），总厚度为146.04167.7m，与下伏茅口灰岩为平行不整合接触。龙潭煤系可分15段，矿井开采的K1煤层位于龙潭组一段中，K4煤层位于龙潭组二段中。二、煤层情况一矿共有可采及局部可采煤层4层,其中K1煤层全区可采，K3、K4、K6煤层局部可采，其煤层的厚度、煤质、结构等在走向和倾向上都呈现规律性变化。K1 煤层：俗称大连

9、子，位于P2l1 上部 ，与P1m间距一般为812m，煤层厚度为1.035.86m，平均厚度2.2m，沿走向以11勘线为最厚，向南向北逐渐变薄，而向北变薄最大，沿倾向厚度变化不大，煤层结构与厚度有一定的变化关系，911勘线附近，夹矸厚而层数多，浅部34层，总厚度0.420.59m，深部为两层，总厚度0.230.74m，向南向北逐渐减少为一层，偶尔也有三层者，但总厚度均在0.3m以下，矸石多为黑色灰质页岩，亦有少量黑色与褐灰色粘土岩，属稳定煤层。K1煤层肉眼鉴定煤岩类型一般为黑色半暗型煤，910线之间鉴定为半亮型煤。K1煤层含灰富硫，在煤变质程度上由南向北，由浅到深有规律的变化，34线浅部层焦煤

10、，10线以南除上述地层外，其余为贫煤；1014线浅部层瘦煤，1014线或深部及14线以北属贫煤。K3煤层：俗称癞子炭，位于P2l1中部，南段距P2l2及P1m各25m左右，北段与P2l2间距减小，K3煤层全区均有分布，煤厚0.51.45m，平均厚度为0.49m，10勘线以南一般可采，往北逐渐变薄至不可采，厚度变化总趋势是由南向北逐渐变薄，全区均为单一煤层。K3煤层属较稳定煤层，为黑色半亮型煤，富灰高硫，煤变质程度从浅到深，由南向北依次为焦、瘦、贫，中等可选煤。焦、瘦均可炼焦。K4煤层：俗称楼板炭，位于P2l2间出现黑色页岩一层，此层页岩愈往南愈厚。煤层厚度为0.091.22m，平均厚度0.61

11、m，局部可采，就全区而论煤层厚度由南向北逐渐变薄，但在局部变化上厚度有规律的起伏。 K4煤属高灰富硫煤，煤种依然从浅到深，从南向北依次为：焦、瘦、贫煤。该煤可选性极差且不宜炼焦。K6煤层：俗称接连或双连，位于P2l3中部，下距P2l2层1924m，上距P2l4层2230m，由南向北逐渐变薄，可采区主要分布在10勘探线以南。除个别现含有一层夹矸，其余均为单一煤层，属稳定煤层。该煤煤质差，属高灰高硫煤，可选性极差。煤层特征表煤层K1K3K4K6煤岩类型一般为黑色半暗型煤，10勘探线浅部为半亮型黑色半亮型煤/显微组分 丝炭化物质为主，煤化物质次之，偶见角质化物质/最大最小1.035.860.051.

12、450.091.2201.13平均厚度2.920.490.610.46容重1.451.501.551.55倾角14°46°14°46°14°46°14°46°煤层结构 复合煤层，浅部34层夹矸，总厚0.420.59 m。深部2层，总厚0.230.74 m。单一煤层 一般为单一煤层，仅在510勘探线局部出现一层夹矸 为单一煤层，仅在127、107、124三孔见一层夹矸层间距11.615.520.8/K1煤层煤质指标序号指标范 围平 均1灰分Ag(%)11.0721.7614.762挥发分Vr(%)34.8741.67

13、38.453硫分S(%)0.703.142.084磷分P(%)0.0050.0560.0235发热量(kcal/kg)668978927291矿区内各煤层属中高灰、高硫、中热值煤，煤种为贫煤、瘦煤和少量焦煤。第三节 地质构造情况三汇一矿位于宝顶背斜东翼，西为华莹山大断层（F4）。现将褶曲与断层情况分述如下：宝顶背斜：背斜西翼被F4断层破坏，错落甚深，在本区地表未见出露。东翼地层完好。井田即位于背斜东翼宝顶至大江村段。三百梯向斜：界于宝顶背斜与龙王洞背斜之间。向斜北高南低，平均倾角约15°，两翼倾角西缓东陡，西翼一般在50°70°之间，东翼则多直立甚至倒转，向斜轴面

14、倾向为100°，倾角75°，轴部出露地层北端为T1f，向南则为T2c、轴向约190°。F4走向逆断层：见于宝顶背斜轴部。北自大坟堡以北延入本区，向南经大水井、皮家山垭口、大江村后越出本区。区内一段长12km。F61走向逆断层：见于4勘探线以北F4断层东侧。皮家山垭口所见为上盘P1m推复于P2l之上。大水井及其以北一带为P1c掩盖于P1m之上。4勘探线以南85m，此断层即与F4相交，CK103孔于标高+876m遇此断层，上盘为P2l3，下盘为P2CH，垂直断距100m以上。产状与F4断层近似，位于F4断层之上，在45勘探线，为井田西边界。F62走向逆断层：南起于8勘

15、探线，北止于独田，全长800m。在8勘探线处之地面为P2l5重复，9勘探线为P2l1，覆盖于P2l3之上，向北消失于P2l1中。F63斜向逆断层：南起8勘探线以南，北止于独田，全长1700m。在8勘探线以南一段，断层走向与岩层走向斜交；过8勘探线后，逐渐转为地层走向平行。其性质与F62断层相似。F65走向逆断层：位于13勘探线处，长约150m，断层产状为308°39°，但断距较小，对煤层无影响。三汇一矿主要大断层均在井田边界或浅部发育，对本水平巷道和工作面布置影响都较小，本水平地质构造简单，根据地勘资料及上部采区揭露证实，在采区内会偶遇小断层，但断距不大，一般都在1.0米以

16、下，对工作面生产影响不大。一、水文地质1、矿井水文地质特征三汇一矿地处华莹山中段，地貌上属侵蚀构造中高山地形，山势为北低南高，水文地质分区属四川盆地东部平行岭各裂隙岩溶水亚区，矿井处于岩溶槽坡上。煤系底板为茅口灰岩含水层，顶板为长兴灰岩含水层，矿区地层以单斜岩层存在。2、矿区各含水层特征矿区内主要含水层有：二叠系长兴灰岩含水层、二叠系龙潭组含水层、二叠系茅口灰岩含水层。二叠系长兴灰岩含水层含岩溶裂隙地下水，岩溶景观以漏斗、溶洞、小型洼地及地下河为主；二叠系龙潭组含水层是一套包括页岩、砂岩、石灰岩、少数砂岩及煤层在内的含水综合体，其中大多数石灰岩是含水层；二叠系茅口灰岩含水层岩溶景观发育，在垂向

17、上分带明显，水为自由水。水量受降雨直接控制，水具有承压性。3、断层的含水性及透水性井田断层主要为走向逆断层，断距大小不一，破碎带较宽，裂隙多被方解石充填，岩石完整，但在中部和浅部，断层往往同岩溶洞隙和裂隙有联系。4、井巷涌水特征及对矿井影响矿井有五种类型涌水点，它们是岩溶洞隙突水点，岩溶裂隙突水点，节理引起的淋渗水点，顶板砂岩淋渗水及老窑探水孔出水点，各类突水特征、涌水量大小及对矿井影响程度各不相同。二、瓦斯地质三汇一矿属于煤与瓦斯强突出矿井，开采K1单一中厚强突出煤层。矿井建井以来共发生煤与瓦斯突出6次。其中最大突出强度为突出煤量5000t，涌出瓦斯44.5万m3，死亡12人。2004年瓦斯

18、等级鉴定矿井相对瓦斯涌出量为28.61m3/t，绝对瓦斯涌出量为27.96m3/min。第四节 矿井开拓与开采一、开拓方式 三汇一矿现有水平平硐+斜井多水平开拓方式，矿井南翼采用分区式，北翼采用分带式。采区前进式，工作面后退式进行开采。平硐为阶梯平硐，分别为+280m主平硐、+590m放水平硐、+770m放水平硐和+950m总回风平硐。+280m主平硐布置在合川三汇镇境内，承担全矿的通风、部分排水、人员材料煤炭运输。+590m放水平硐、+770m放水平硐分别布置在北碚区和渝北区境内，只起部分排水作用。+950m总回风平硐布置在北碚区姚家岩，是矿井现有唯一在用的总回风井。斜井有2对，分别是+59

19、0m+920m矸石斜井和管线斜井，井口在北碚区姚家岩，承担二矿的排矸和管、线、缆布置。二、开采井田开采标高为+950m-200m，初步设计时划分为+770m、+590m、+440m、+290m、+130m、-30m、-200m七个水平。现+770m水平以上已经开采结束，+590m水平为生产水平。因受F4华莹山大断层的影响，+290m+590m之间的+440m水平已经无法布置，故合并为1个水平，现正在进行+290m+590m水平的开拓方案初步设计。矿井以南二采区北边界为准，将井田南翼划为采区式开拓，采区上山位于采区中央煤层底板下的茅口灰岩中，采区走向长800m，采区上山南北各400m，采区垂高1

20、80m，划分为4个区段，区段垂高45m；矿井南翼共划分为3个采区。矿井北翼采用走向条带式开拓，沿走向每400m布置一条回风上山用于采掘时形成独立的通风系统，水平垂高180m，划分为2个区段，区段垂高90m。当矿井在进行+590m水平以下的新水平开拓方案设计时，基于矿井应用和推广综合机械化采煤及瓦斯抽采的需要，其主要开拓巷道已经全部按照条带式布置进行设计，到时水平内巷道系统进一步简洁和优化，就无采区划分之言了。水平内采用分带式划分，布置一套集中运输和辅助提升上山，每个条带在煤层底板下的茅口灰岩中布置一条运输中巷兼作瓦斯穿层抽放。每800m布置一条回风上山。在运输中巷中布置石门与回风上山贯穿并揭开

21、煤层形成水平内的开拓系统。新水平标高介于+290m+590m之间，水平垂高300m，南翼倾角较缓，划分为6个区段，区段垂高平均50m；北翼倾角陡，划分为4个区段，区段垂高平均75m。当石门揭穿煤层后，沿煤层走向掘进工作面的运输巷和回风巷，到设计位置后沿煤层倾斜掘煤层切割巷贯穿工作面运输巷和回风巷形成采煤工作面。工作面平均斜长150m。第五节 矿井通风及瓦斯情况一、通风方式设置回风斜井为全井田服务。矿井通风方式为两翼对角式。 矿井采煤工作面采用矿井全风压通风，工作面通风为“Y”型通风，掘进工作面采用局部通风机压入式通风。每个掘进工作面配备FBDA5.0/11型局部通风机2台，一台工作，一台备用。

22、掘进工作面的污风直接引入专用回风巷，实现独立通风。掘进工作面设计采用了“三专两闭锁”供电方式，局部通风机供电的变压器为2台，主、备用局部风机自动切换。中央变电所、消防材料库、一采区轨道上山绞车房均位于进风流中，采用全风压通风。二、瓦斯情况 三汇一矿属于煤与瓦斯强突出矿井，开采K1单一中厚强突出煤层。矿井建井以来共发生煤与瓦斯突出6次。其中最大突出强度为突出煤量5000t，涌出瓦斯44.5万m3，死亡12人。2009年瓦斯等级鉴定矿井相对瓦斯涌出量为28.61m3/t，绝对瓦斯涌出量为27.96m3/min。第六节 矿井瓦斯抽采系统矿井瓦斯抽采系统一般分为地面钻井抽采系统、矿井地面永久抽采系统和

23、井下移动抽采系统。根据开拓开采布置，由于开采煤层赋存由浅入深，结合行业管理的有关规定, 高瓦斯矿井必须建立地面永久抽放系统,况且采用地面钻孔抽采不经济，采用井下移动式抽采又不能完全满足抽采要求，而建立地面永久抽采系统，能较好地抽出煤层解吸瓦斯，而且抽采率较高，抽出的瓦斯浓度较大，是国内普遍采用的瓦斯抽采系统。故设计推荐本矿井选择建立地面永久抽采系统。第二章 矿井瓦斯储量及可抽量预测第一节 煤层瓦斯参数一、矿井瓦斯赋存情况及分析瓦斯在煤体中存在的状态有二种：一种叫游离状态，一种叫吸附状态。在天然条件下，煤体中以吸附状态贮存的瓦斯约占90%，以游离状态贮存的占10%，总体来说，瓦斯绝大部份是以吸附

24、状态存在的。二叠系上统龙潭组（P2l）为本区含煤地层，厚161.03m，共分五段，其中仅第一、第三两段含煤，第二、第四两段燧石灰岩，该组地层为海陆交替相沉积。其岩性厚度变化稳定。主要岩性：泥岩、页岩、砂岩、白云质泥质含燧石灰岩，夹泥质钙质硅质岩互层.以下介绍第一、第三段情况：第一段（P2l1）：主要岩性为页岩、砂岩、铝土（页）岩及煤层组成。其中夹34层灰岩，含煤4层，即K1、K2、K3、K4煤层，分别位于下部、中部和顶部。K1和K4煤层为本区主采煤层。煤系地层底部与茅口灰岩（p1m）呈假整合接触于灰白色铝土（页）岩之上，铝土岩富含黄铁矿结核及细晶，厚度一般在3m以上。全区稳定，是煤系地层对比的

25、重要标志层之一。 距茅口灰岩顶部约30m处有一层24m的深灰色燧石灰岩（俗称小铁板灰岩），由于厚度与岩性之差可与煤系地层中其它灰岩层相区别。K3煤层地位于其下，相距6m左右，在煤层对比时，此层为良好的标志层。在“小铁板岩”与煤系地层第二段（P2l2）之间灰岩厚度及层数由南向北逐渐增加；深灰色页岩其厚度由南向北减小，变化幅度（0.30.2m）。不利于瓦斯自然逸散。K4煤层底部里灰色页岩中富含sguamularia Dictyoclostus等化石。本段厚度43.7159.12m。平均厚度47.69m。第三段（P2l3）：该段岩性与煤系地层第一段岩性近似，主要由页岩、砂质岩、砂岩等组成。其中夹有灰

26、岩五层，分布均匀。其特点为煤层与石灰岩相互多次出现，有别于煤系地层第一段，该段含煤多集中于中部。自下而上依次为K6、K7、K8、K10煤层，其中仅K6煤层局部可采。在黑色页岩中，赋存菱铁矿结核，其品位及含矿率低，无经济价值。下距P2l2段13.515m处有菱铁矿两层，厚0.410.52m。该段内的标志层厚0.83.5m，岩性为灰色致密灰岩，质坚硬，含泥质，距煤系地层第二段2831.5m。K6、K8煤层局部可采。厚45.7156.32m平均厚度49.94m。故不利于瓦斯自然逸散。二、瓦斯等级 根据相关文件以及以往瓦斯等级鉴定对我矿瓦斯涌出量的测定测得：矿井相对瓦斯涌出量为28.61m3/t，绝对

27、瓦斯涌出量为27.96m3/min。故我矿瓦斯等级为高瓦斯。第二节 矿井瓦斯储量矿井瓦斯储量为矿井可采煤层的瓦斯储量、受采动影响后能够向开采空间排放的围岩瓦斯储量之和。瓦斯储量计算如下：（其瓦斯储量计算结果见表一）瓦斯储量计算公式如下： W=Wl+W2+W3式中：W矿井瓦斯储量，万m3；Wl矿井可采煤层的瓦斯储量，万m3；W2可采煤层采动影响范围内的不可采邻近煤层的瓦斯储量总和，万m3；本矿井与可采煤层邻近的不可采煤层主要为K6号煤层（由于含硫量较高不可采），其它邻近层都极薄，将其它邻近层的瓦斯储量计入围岩瓦斯储量中。W3受采动影响后能向开采空间排放的围岩瓦斯量，万m3；1、可采煤层的瓦斯储量

28、式中：A1i矿井i可采煤层的地质储量，万t；W1i矿井i可采煤层的吨煤瓦斯含量，m3/t；Woi矿井i可采煤层的残存瓦斯含量，m3/t；2、邻近不可采层瓦斯储量式中：A2i可采煤层采动影响范围内每一个不可采煤层的煤炭储量，万t；X2i可采煤层采动影响范围内每一个不可采煤层的瓦斯含量，m3/t；Woi可采煤层采动影响范围内每个不可采煤层的残存瓦斯量，m3/t；3、受采动影响后能够向开采空间排放的围岩瓦斯量W3=K（W1+W2）式中：K围岩瓦斯储量系数，K=0.050.20；考虑与可采煤层相邻的不可采煤层绝大部分极薄不可采，未计算资源储量，故将其瓦斯储量计入围岩瓦斯储量中，K取0.15。4、矿井总

29、的瓦斯储量为：W=Wl+W2+W3 =17815.19+2120+2672.28 =22607.72万m3 表一矿井瓦斯储量计算结果表煤层瓦斯含量(m3/t)地质储量(Wt)残存瓦斯含量(m3/t)可采层瓦斯储量W1(万m3)不可采层瓦斯储量W2(万m3)围岩瓦斯储量W3(万m3)合计(万m3)K114.5951826521.622672.2822607.72K315.3347726358.41K416.2730824935.16K61221222120第三节 瓦斯可抽量 因为地质条件等原因，可抽出率按60%计算。 则瓦斯可抽量为W可抽=W*60% =22607.72*60% =13564.6

30、3万m3第三章 瓦斯涌出量预测第一节 分源预测法 据国家安全生产监督管理总局矿井瓦斯涌出量预测方法（AQ1018-2006），本矿井瓦斯涌出量的预测采用分源预测法。分源预测法的基本原理 各瓦斯煤层在开采时，受采掘作业的影响，煤层及围岩中的瓦斯赋存平衡状态呗破坏，破坏区内煤层，围岩中的瓦斯将涌入井下巷道。井下涌出瓦斯的地点即为瓦斯涌出源。瓦斯涌出源的多少，各瓦斯涌出源涌出瓦斯量的大小直接决定这矿井瓦斯涌出量的大小。根据煤炭科学研究总院辽林研究院的研究，矿井瓦斯涌出源、汇关系图如下： 应用分源预测法预测瓦斯涌出量，是一煤层瓦斯含量、煤层开采技术条件为基础，根据个基本瓦斯涌出源的瓦斯涌出规律，计算回

31、采工作面，掘进工作面，采区及矿井瓦斯涌出量。 我矿开采3层煤，层间距较小，采用自上而下的回采顺序，为避免所有采煤工作面都在原始状态下开采，以减少采掘工作面瓦斯涌出量，矿井在K1开采的时候，首先回采K1煤层，在已开采K1煤层采动卸压影响范围内依次开采K3、K4煤层。因为K1煤层为全区可采，故在预测瓦斯涌出量时，可按如下公式计算：采煤工作面（K1号煤层）瓦斯涌出量q采=q1+q2式中：q采采煤工作面相对瓦斯涌出量，m3/t；q1开采层相对瓦斯涌出量，m3/t；q2邻近层相对瓦斯涌出量，m3/t；薄及中厚煤层不分层开采时，开采层瓦斯涌出量q1q1= k 1·k 2·k 3

32、3;.(W0-Wc)式中：q1开采煤层（包括围岩）瓦斯涌出量，m3/t；k1围岩瓦斯涌出系数，与围岩岩性、围岩瓦斯含量及顶板管理方法有关，一般按顶板管理方法取值。本矿井采用全部陷落法管理顶板，k 1值取1.3。k2工作面丢煤瓦斯涌出系数，k 2=1/=1.03，为工作面采煤率，矿井开采煤层属于薄煤层，工作面回采率取0.97；k3采区内准备巷道预排瓦斯对开采层煤体瓦斯涌出的影响系数。采用长壁后退式采煤时，k 3计算公式如下：式中：L工作面长度，根据本矿井提供资料，均取100m；h巷道瓦斯排放带宽度，m。据本矿井条件，查表取9m；k 3=（1002×9）/100=0.82m开采层厚度，开

33、采层K1煤层，厚度为1.02m；M工作面采高，K1煤层采高为1.25m；Wo煤的原始瓦斯含量，K1煤层瓦斯含量14.59m3/t；Wc煤的残存瓦斯含量，m3/t；可近似地按煤在0.1MPa压力条件下的瓦斯吸附量取值，K1煤层的瓦斯残存值取为2m3/t。q1= k 1·k 2·k 3·.(W0-Wc)=1.3×1.03×0.82×（1.02÷1.25）×（14.592）=11.3m3/t邻近层瓦斯涌出量计算该矿井在开采K1煤层时，与之邻近煤层的瓦斯会向K1煤层开采空间涌出，其邻近层瓦斯涌出量为：式中：q2邻近层相对瓦

34、斯涌出量，m3/t；mi第i个邻近层的煤厚，m；M i第i个邻近层工作面采高，m；W0i第i个邻近层的瓦斯含量，m3/t；Wci第i个邻近层的残存瓦斯含量，m3/t；Ki 第i个邻近层受采动影响的瓦斯排放率。ki=式中：hi 第i个邻近层与开采层的垂直距离，m；hp开采层采动影响的岩层破坏范围，m；按建筑物、水体、铁路及主要井巷煤柱留设与压煤开采规程中附录六的方法计算。hp式中：底板岩体平均容重，0.02MN/m3；H采深，500m；L工作面斜长，100m；RC岩体抗压强度，取单轴抗压强度的0.15倍，为7.5MPa。=69.78m将上述参数代入公式，经计算得：K3=0.9573，K4=0.9

35、175，K6=0.7872。再将上述各参数代入以下公式进行计算：经计算得：q2=22.32m3/tK1煤层采煤工作面的瓦斯涌出总量q采=q1+q2 =11.3+22.32 =33.62m3/tK1煤层采煤工作面相对瓦斯涌出量为33.62m3/t根据上述方法，同理可计算出其它煤层（K3、K4）工作面的瓦斯涌出量，其各煤层工作面瓦斯涌出量计算结果见表煤层瓦斯含量（m3/t）煤层均厚（m）采高（m）开采层涌出量（m3/t）邻近层涌出量（m3/t）工作面总涌出量（m3/t）K114.592.921.2511.322.3233.62K315.330.490.710.520.130.6K416.270.6

36、10.910.418.328.7（2）工作面瓦斯涌出量矿井回采工作面绝对瓦斯涌出量为：式中：矿井工作面绝对瓦斯涌出量，m3/min；第i个工作面日产量，吨；第i个工作面相对瓦斯涌出量，m3/t。经计算：=（33.62×594.89+33.62×630.52）÷1440=28.61m3/min（3）掘进瓦斯涌出量（q掘）1、掘进工作面（K1煤层）瓦斯涌出量q掘=q3q4式中：q掘掘进工作面绝对瓦斯涌出量，m3/min；q3掘进工作面巷道煤壁绝对瓦斯涌出量，m3/min；q4掘进工作面落煤绝对瓦斯涌出量，m3/min。2、掘进工作面巷道煤壁绝对瓦斯涌出量q3D

37、5;v×q0×（2×1）式中：D巷道地面内暴露面的周边长度，K1煤层D2×0.511.02m；V巷道平均掘进速度，m/min，按煤巷掘进为0.00354m/min；L巷道长度，500m；q0煤壁瓦斯涌出强度，m3/（m2·min）。q00.0260.0004（Vr）2+0.16×W0式中：Vr煤中挥发分含量，6.165；W0煤层原始瓦斯含量，14.59m3/t。经计算q30.163m3/min掘进工作面落煤绝对瓦斯涌出量q4S×v××（W0Wc）式中：S掘进巷道断面积，6m2；V巷道平均掘进速度，m/mi

38、n，煤巷掘进为0.00354m/min；煤的密度，1.55t/m3；W0煤层原始瓦斯含量，14.59m3/t；Wc煤的残存瓦斯含量， 2m3/t；经计算q40.414m3/min掘进工作面（C19煤层）瓦斯涌出量q掘=q3q4 =0.1630.414=0.577m3/min5、各煤层掘进工作面瓦斯涌出量 表2-3-3 各煤层掘进工作面瓦斯涌出量表煤层瓦斯含量(m3/)煤壁瓦斯涌出量(m3/min)落煤瓦斯涌出量(m3/min)总涌出量(m3/min)K114.590.1630.4140.577K315.330.1710.4380.609K416.270.1820.4690.652（3）生产采区

39、瓦斯涌出量式中：生产采区相对瓦斯涌出量，m3/t；生产采区内采空区瓦斯涌出系数；对于近距离煤层群，取1.35。第i个回采工作面相对瓦斯涌出量，m3/t；Ai第i个回采工作面的日产量，t；第i个掘进工作面绝对瓦斯涌出量，m3/min；Ao生产采区平均日产量，t。 q区=1.35*（33.62×594.89+33.62×630.52）+1440*0.34/1225.39 =45.93 m3/min四、矿井瓦斯涌出量式中：q井矿井相对瓦斯涌出量，m3/t；第i个生产采区相对瓦斯涌出量，m3/t；第i个生产采区平均日产量，t；已采采空区瓦斯涌出系数，对于近距离煤层群取1.3。 q井

40、=1.3*1225.39*45.93/1225.39 =59.7 m3/t经计算全矿井瓦斯涌出量q井=59.7m3/t，考虑到区域瓦斯涌出的不均衡性，利用分源预测法预测的各区域的瓦斯涌出量需乘以瓦斯涌出不均衡系数，取为1.2。因此全矿井瓦斯涌出量q井=71.6m3/t。矿井按最大日产量1225.39吨考虑，其全矿井瓦斯涌出量为71.6*1225.39/1440=60.9m3/min。第二节 瓦斯抽采规模由于我矿为高瓦斯矿井，且瓦斯储量较大，故抽采规模也较大，采用地面永久瓦斯抽放系统和井下移动抽放系统相结合的措施。第四章 建立瓦斯抽采系统的条件及抽采系统选择第一节 矿井瓦斯抽采的必要性一、矿井瓦

41、斯防治的必要措施三汇一矿为高瓦斯矿井，为新建矿井，设计生产能力100万t/a，经采用分源预测法预测，矿井瓦斯涌出量为60.9m3/min。根据矿井初步设计，认为加强通风基本可以解决瓦斯问题，只是在局部瓦斯涌出量较大的地方建立井下移动瓦斯抽放系统解决瓦斯超限问题。但通过分源预测法对矿井瓦斯进行预测，采掘工作面、采区、全矿井瓦斯涌出量较大，并且根据邻近矿井的经验，在该矿区的其它矿井中，采用加强通风的方法、采用建立井下移动瓦斯抽放系统的方法很难从根本上解决矿井瓦斯超限的问题，主要表现为在回采过程中工作面上偶角瓦斯超限时间较长，瓦斯涌出量较大。本矿井回采工艺采用高档普采（邻近其它矿井多采用炮采），其工

42、作面推进速度更快，其工作面上偶角瓦斯势必更易积聚，更易超限。从而会严重制约矿井的安全生产，影响矿井的生产能力。为认真贯彻落实“监测监控、以风定产、先抽后采”的瓦斯综合治理方针，真正体现“安全第一、预防为主、综合治理、总体推进”的原则，该矿井必须采取有效的瓦斯防治措施，而目前本矿井瓦斯防治最有效的措施就是瓦斯抽采，这样既能达到安全效益又能达到经济效益。二、符合建立瓦斯抽采系统的相关文件要求据中华人民共和国行业标准煤矿瓦斯抽放规范（AQ1027-2006）要求：年产量等于或小于0.4Mt的矿井，矿井瓦斯涌出量大于15m3/min，且资源丰富，抽放量可稳定在2m3/min以上，服务年限在五年以上的应

43、建立地面永久瓦斯抽放系统。该矿井瓦斯储量为22607.72万m3，其瓦斯资源丰富可靠，矿井瓦斯涌出量为60.9m3/min15m3/min，因此确定该矿井建立地面永久瓦斯抽放系统。第二节 瓦斯抽采的可行性一、矿井可抽采的瓦斯储量丰富 该矿井为煤层群开采，开采K1、K3、K4煤层，全矿井瓦斯涌出量为60.9m3/min，瓦斯地质储量22607.72万m3，可抽瓦斯储量13564.63万m3。总体上看，全矿瓦斯储量丰富，能为瓦斯综合利用提供稳定、可靠的资源保证。二、煤层透气性系数及瓦斯抽采难易程度根据煤炭科学研究总院西安分院于2009年12月对该矿提供的三汇一矿瓦斯参数测试报告。该矿井煤层透气性系

44、数为：K1煤层的透气性系数0.1270.132m2/MPa2.d，平均0.129m2/MPa2.d，K3煤层的透气性系数0.0640.065m2/MPa2.d，平均0.064m2/MPa2.d，K4煤层的透气性系数0.0740.088m2/MPa2.d，平均0.081 m2/MPa2.d；钻孔瓦斯流量衰减系数为：K1煤层钻孔瓦斯流量衰减系数0.268 d-1，K3煤层钻孔瓦斯流量衰减系数0.209d-1，K4煤层钻孔瓦斯流量衰减系数0.154 d-1。从上述参数可以看出，该矿井开采煤层瓦斯抽采难易程度属可以抽采较难抽采之间，其煤层瓦斯抽采难易程度表见表4-1-1。虽然矿井瓦斯抽采难易程度为可以

45、抽采较难抽采，但是只要根据煤层透气性系数等瓦斯参数、合理调整采掘布置、合理采用瓦斯抽采方法等技术手段，一样能将瓦斯按量抽出，解决瓦斯超限带来的安全危害。 表4-1-1 煤层瓦斯抽采难易程度表类 别钻孔瓦斯流量衰减系数(d-1)煤层透气性系数(m2/Mpa2.d)容易抽采0.00310可以抽采0.0030.05100.l较难抽采0.050.1第三节 瓦斯抽采系统选择根据目前我国的情况来看，瓦斯抽采技术已较先进，抽采设备、施钻机具等均已较完善，并在众多煤矿得以成功。因此，在抽采技术和抽采设备上能满足该矿建立抽采系统的需要。综上所述，从矿井煤层瓦斯赋存情况、瓦斯抽采条件、抽采技术、抽采设备等因数综合

46、考虑，该矿井建立矿井地面永久瓦斯抽采系统的条件均已具备，建立地面永久瓦斯抽采系统是完全可行的。故选择地面永久瓦斯抽采系统。第五章 抽采方法设计第一节 抽采瓦斯方法选择一、抽采方式 目前所采用的煤层气抽采方式主要分为两种,一是采用美国地面钻孔煤层气排采技术从地面对煤层气进行抽采,二是在矿井井下利用顺层和穿层钻孔等方式抽采煤层气。我矿采用第二种抽采方式进行瓦斯抽采。二、 抽采瓦斯方法选择1、选择抽采瓦斯方法的原则抽采瓦斯方法的选择，主要是根据矿井（或采区、工作面）瓦斯来源、煤层赋存状况、采掘布置、开采程序以及开采地质条件等因素进行综合考虑。目前抽采瓦斯方法主要有：开采层瓦斯抽采、邻近层瓦斯抽采、采

47、空区瓦斯抽采等，选择具体抽采瓦斯方法时根据渝阳煤矿煤与瓦斯突出矿井的特点，应遵循如下原则：（1）抽采瓦斯方法应适合煤层赋存状况、巷道布置、地质条件和开采技术条件。（2）应根据矿井瓦斯涌出来源及涌出量构成分析，有针对性地选择抽采瓦斯方法，以提高瓦斯抽采效果。（3）巷道布置在满足瓦斯抽采的前提下，应尽可能利用生产巷道，以减少抽采工程量。（4）选择的抽采方法应有利于抽采巷道的布置和维护。（5）选择的抽采方法应有利于提高瓦斯抽采效果，降低瓦斯抽采成本。（6）抽采方法应有利于钻场、钻孔的施工和抽采系统管网的布置，有利于增加钻孔的抽采时间。（7） 坚持“应抽尽抽、先抽后掘、先抽后采”的瓦斯抽采原则。（8）

48、 坚持“本层抽采、邻近层抽采、采空区抽采和岩溶瓦斯抽采”相结合的综合抽采原则。（9） 坚持掘前预抽、采前预抽、卸压抽采、残抽等综合抽采原则。（10） 坚持“多钻孔、高负压、严封闭、长期抽”的原则。（11） 坚持“大流量、大管径、高抽泵、多回路”的抽采原则。（12） 在关键的地点、工期紧的地点要选择深孔预裂爆破等方法增加煤层的透气性。（13） 坚持试验、推广新技术、新工艺、新钻机、新钻具等将钻孔穿透工作面，消除抽采空白带。（14） 坚持高效抽、有利于开发的原则。2、抽采瓦斯方法概述瓦斯抽采工作经过几十年的不断发展和提高，人们也提出了各种各样的瓦斯抽采方法。一般按不同的条件进行不同的分类，其主要有

49、：(1)按抽采瓦斯来源分类，可分为本煤层瓦斯抽采、临近层瓦斯抽采、采空区瓦斯抽采和围岩瓦斯抽采；(2)按抽采瓦斯的煤层是否卸压分类，可分为未卸压煤层抽采和卸压煤层抽采；(3)按抽采瓦斯与采掘时间关系分类，可分为煤层预抽瓦斯、边采(掘)边抽和采后抽采瓦斯；(4)按抽采工艺分类，可分为钻孔抽采、巷道抽采和钻孔巷道混合抽采； 三、 瓦斯抽采方法根据矿井瓦斯来源及涌出量分析可知，矿井瓦斯涌出主要来源于工作面，其次来源于采空区，而工作面的瓦斯主要来源于邻近煤层。因此本矿井瓦斯抽采的目的主要是防止回采工作面、采空区、煤巷掘进工作面和石门揭煤掘进工作面的煤与瓦斯突出，防止采煤工作面上隅角和局部回风巷道瓦斯超

50、限，降低瓦斯灾害的发生。根据该矿井瓦斯抽采总体布局及按照该矿井生产期间施工岩、煤巷的方式和顺序，将矿井瓦斯抽采系统运行初期的瓦斯抽采方法确定为：围岩瓦斯抽采（裂隙瓦斯抽采、岩巷掘进面边掘边抽）、底板穿层抽采（石门揭煤抽采）、本煤层抽采（工作面机巷顺层抽采）、采空区瓦斯抽采（采空区上偶角抽放）。在矿井生产和瓦斯抽采系统运行过程中，矿井应根据采掘布置方式、采掘接替安排和已揭露的实际地质情况，对采、掘施工的每一个区域和头面都必须进行抽采设计，本设计中的各种抽采方法可供矿井技术人员在日后的抽采工作中参考，具体的钻孔参数为本次抽采工程的施工方案。技术人员可根据矿井的实际生产情况和瓦斯状况，对抽采钻孔布置

51、方式及相应参数进行适当调整和修正。但施工时必须做到一工程一设计，以提高瓦斯抽采效果，确保矿井安全生产。1、围岩瓦斯抽采1）、裂隙瓦斯抽采根据邻近矿井的生产经验，在该矿区内发生裂隙瓦斯异常涌出的现象较少，但为安全起见，该矿井在生产过程中如遇裂隙瓦发生裂隙瓦斯异常涌出，且涌出量较大较稳定时，应布置钻场对裂隙瓦斯进行抽放。本次设计对裂隙瓦斯采取顺裂隙打孔抽采。抽排半径确定15m，抽采钻孔之间的裂隙采用注浆封堵。抽排孔顺裂隙施钻，孔深20150m，孔径75mm。在实际抽排后根据抽排效果结合构造裂隙的瓦斯情况，再选择合适的抽排半径。2）、岩巷掘进工作面边掘边抽矿井在岩巷的掘进过程中，如遇裂隙瓦斯构造带时

52、，应对岩巷掘进面进行瓦斯抽采，其抽采钻孔布置参数及要求为：（1）钻场的布置应免受采动影响，避开地质构造带，便于维护，利于封孔。（2）钻孔控制范围：巷道轮廓线外5m、工作面前方50100m以上，本次设计暂定65m。在现场实际施工过程中应根据具体情况进行具体分析，再对其进行确定。（3）钻孔孔径初步暂定为75mm。（4）在岩巷掘进工作面巷道两帮布置钻场。第一组钻场在工作面开口后5m处上下侧错开布置。每组钻场在煤巷两侧错距为510m，钻场规格为3m（长）×掘进巷道高度×2m（深）。相邻两组钻场之间的间距为50m。（5）在每一钻场内，沿走向布置4个边掘边抽钻孔，即左、右钻场各2个，孔

53、深65m左右。钻孔编号为1#4#。左边钻场1#、2#钻孔终孔位置在工作面前方岩层中部，距巷道轮廓线的距离分别为2m、5m，开孔位置距巷道中线的距离在2m以上。右边钻场3#、4#钻孔终孔位置、开孔位置的要求一样。其抽采钻孔布置示意图如图5-1-1所示。图5-1-1 岩巷掘进工作面边掘边抽钻孔布置示意图2、底板穿层抽采（石门揭煤抽采）本矿井在石门揭穿煤层时，如在探测出煤层瓦斯压力较高，涌出量较大的情况下，需对此进行抽采。抽采时石门工作面距煤层垂直距离5m以外停头，采取瓦斯抽采防突出措施。根据瓦斯抽采指标规定，石门揭煤工作面控制范围为：巷道轮廓线外15m以上，钻孔必须穿透煤层的顶（底）板0.5m以上

54、。若不能穿透煤层全厚，必须控制到工作面前方15m以上。现提出石门抽采方法供矿井参考使用。图5-1-2 石门抽采钻孔布置示意图根据常规经验，初步确定钻孔控制范围：沿巷道左、右、底、顶部轮廓线外15m，钻孔终孔间距2.5m，钻孔直径90mm。其石门抽采钻孔布置示意图如图5-1-2。3、本煤层抽采（工作面机巷预抽）开采层顺层抽采钻孔布置主要为倾向顺层钻孔抽采、走向顺层钻孔抽采和本煤层底板专用瓦斯抽采巷。根据本矿井采煤工作面布置，开采层抽采钻孔布置采用倾向顺层钻孔布置，倾向顺层钻孔方位沿煤倾斜方向布置，与工作面倾斜方向基本一致。根据该矿井煤层赋存条件，煤层属薄煤层，钻孔采用单排布置在煤层内，钻孔布置如

55、图5-1-3。图5-1-3 倾向顺层抽采钻孔布置示意图钻孔布置在本煤层内，不另掘专用巷道，利用工作面运输巷布置抽采钻孔，安装抽采管路进行瓦斯抽采。钻孔间距与钻孔直径可以采取如下指标：巷孔深80m，孔间距均为4m，孔径75mm，沿煤层倾斜方向单排布置，钻孔在煤层层面上向工作面开切眼方向偏角5°。考虑到采动应力影响集中区在超前工作面开切眼位置810m左右，钻孔会在终孔位置与采动应力影响集中区内煤层裂隙导通漏气，因此超前工作面开切眼或石门10m左右停止抽采。在实际抽采后根据抽采效果结合地质及瓦斯情况，再选择合适的开孔和终孔间距确定为最终抽采参数。4、采空区抽采在采煤时，除本煤层有大量瓦斯涌出外，邻近层、围岩、煤柱和工作面的丢煤都会向采空区涌出大量瓦斯。由于本矿井为近